16603采煤工作面作业规程完整Word文档格式.docx
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煤层厚度（m）
0.85-0.95
煤层结构
较简单
煤层倾角
20-70
开采煤层
16
硬度
f＝5
煤种
气肥煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
16煤煤层较稳定，呈黑色，玻璃光泽，半亮型亮煤，薄煤层状结构，含较多的黄铁矿小块；
煤层倾角2○～7○，煤层厚度0.85-0.95m，一般为0.90m，为薄煤层，无夹矸，结构简单，属稳定煤层。
附图1：
16603工作面地层综合柱状图（比例1：
200）
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表三
顶底板名称
岩石名称
平均厚度（m）
岩性特征
基本顶
泥岩
17.05
深灰色,致密贝壳状断口，底部显水平层理，有动物碎屑化石及黄铁矿。
直接顶
十灰岩
7.3
分为十上、十下灰，中间夹一层泥岩，十下灰为深灰色，裂隙发育，沿裂隙充填方解石，含水性弱，以静储量为主。
直接底
6.93
棕灰色，含泥质，有黄铁矿结晶体，底部有植物化石碎片。
老底
十一灰
0.87
灰、深灰色，含植物化石碎片，贝壳状断口，属稳定底板。
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
本工作面煤层走向近南北，倾向西，呈倾向北西的单斜构造，倾角2°
～7°
，一般为5°
左右。
根据揭露的地质资料可知，本工作面内断层较发育，16603运输巷揭露两个落差为1米左右的正断层，16603上材料道揭露一落差3.5米的逆断层，对工作面回采有一定影响，预计此断层沿走向方向上面延伸，在面内尖灭。
工作面内一般为落差小于1.0米的小断层。
建议落差小于1.5米的断层平推硬过，在回采过程中，必须加强安全技术管理。
二、其它地质构造及对回采的影响
本工作面无岩浆侵入体、河流冲刷带、岩溶陷落柱、溶洞等地质构造。
附：
工作面三巷及切眼巷道素描图（图2、图3、图4、图5）
第五节水文地质
一、水文情况
根据地质资料分析，含水地层有第四系砂砾石含水层、上侏罗统砂、砾岩含水层、太原组三灰含水层、太原组八、九灰含水层、太原组十下灰含水层、本溪组十二灰含水层、十四灰含水层、奥陶系灰岩含水层。
其中第四系砂砾石含水层、上侏罗统砂、砾岩含水层、太原组三灰含水层、太原组八、九灰含水层在上部12下煤开采时已证实不会对掘进及回采构成威胁。
太原组十下灰含水层单位涌水量为0.0122～0.013L/s.m，由于埋藏较深，补给条件较差，富水性较弱。
十二灰含水层公司于2004年2月6日委托枣庄矿务局井亭煤矿钻探注浆公司，施工底板放水钻孔，经钻孔涌水观测，十二灰富水性较弱，水头高度为-165m。
井田内十四灰我矿2004年放水实验钻孔测得十四灰水头高度为-151m。
十二灰及十四灰含水层富水性较弱，且由于17煤层下伏隔水层组为稳定隔水层，故也不会构成威胁。
奥陶系灰岩含水层我矿2004年放水实验钻孔测得奥灰水头高度为-80m。
断层导水性方面截止2008年末，全矿井开拓动用面积3.24平方千米，共揭露断点357个，在见断层而不遇含水层的情况下，未发现断层带漏水。
岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露。
在施工14°
皮带下山时已揭露十下灰，初始揭露涌水量35m3/h，后稳定在3m3/h，仅表现为淋水，根据以上分析，工作面涌水水源主要为十下灰水，预计最大涌水量为30m3/h。
预计水害威胁主要为下覆奥灰水，施工中应备好足够的排水设备，迎头及后路积水及时排除。
同时还要注意上部采空区是否有局部积水。
岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露，但应注意是否在保护煤柱中隐藏，以防止沟通下覆含水层，施工中必须严格坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。
二、奥灰水对工作面的充水影响分析
16603工作面下距奥灰顶平均65.44m。
本矿2#钻孔做放水实验，测得奥灰原始静止水头高度为-80m。
奥灰水对工作面充水影响安全水头值的计算：
P=TS（M-CP）
式中：
M—隔水层厚度（m）（取最小值58.81m）
P—安全水压（kgf/cm2）
Ts—突水系数（kgf/cm2）（取1.0）
CP—煤层开采对底板扰动破坏深度（取7m）
P=1.0×
（58.81-7）=51.81（kgf/c㎡）=518.1m水柱
即：
工作面隔水层所能承受的奥灰安全水头值为518.1m水柱。
根据我矿-345m水平2#放水钻孔测得奥灰水头高度为-80m，经计算，只要巷道标高在-598.1（-80-518.1=-598.1m）水平以上,正常情况下，下伏奥灰含水层对巷道无充水影响，16603回采工作面煤层底板最低标高为-312m，因工作面及两巷的标高远在-598.1m以上，因此，工作面不受下伏奥灰水影响。
三、涌水量预计：
正常涌水量：
20m3/h，最大涌水量：
30m3/h。
第六节影响回采的其它因素
1、影响回采的其它地质情况：
见下表四。
影响回采的其它地质情况表
瓦斯
低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.35m3/t，绝对涌出量0.84m3/min
CO2
低CO2矿井，CO2相对涌出量1.07m3/t，绝对涌出量1.68m3/min
煤尘爆炸指数
16煤煤尘具有爆炸性，爆炸指数44.9%
煤的自燃倾向性
自然发火煤层，发火期为30个月
地温危害
无
冲击地压危害
2、冲击地压和应力集中区：
无。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量：
9.14万吨。
可采储量：
回采率不低于97%，可采储量为8.87万吨。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限＝可采推进度/设计月推进度
＝374m÷
（3.6×
30×
80％）＝4.3（月）
第二章采煤方法
该工作面煤层平均厚度为0.9m，煤层倾角2°
－7°
左右，直接顶板为十灰岩，缓慢下沉，采用倾斜长臂后退式采煤法采煤。
第一节巷道布置
一、采区设计，采区巷道布置概况
采区设计说明书名称为《六采区设计说明书》，批准时间为：
2008年11月。
地质说明书名称为《16603工作面回采地质说明书》，批准时间为2010年6月。
本采区位于休城井田东南部，北以纬线3885600为界,东、南以井田边界为界，西以-300M大巷垂直下切面为界，全区近似梯形，东西长平均2Km，南北宽平均1.8Km，面积约3.4Km2。
采区采用盘区式分区段前进式开采。
开拓大巷以-300m水平轨道巷道向南经-365m轨道下山向东布置六采区轨道上山，皮带运输巷以-300m水平皮带运输巷经-365m皮带巷经-365m轨道平巷向东布置六采区皮带运输上山，六采区轨道上山与皮带运输上山平行布置，间距25m，每100m左右布置一个联络巷。
二、工作面材料道
工作面下材料道断面为矩形，宽2.5m，净高2.0m，净断面积5.0m2。
上材料道断面为矩形，宽3m，净高2.2m，净断面积6.6m2。
两材料道的支护方式均为帮部采用锚杆木托盘支护，顶部不支护，帮锚选用等强度端头蛇形螺纹钢锚杆，规格为Φ16×
1200mm，间排距为1000×
1000mm，木托盘采用250mm×
400mm×
50mm（宽×
长×
厚）的木板制成。
材料道主要用于工作面的进风、运料、行人、备用物料的存放。
巷道内设置排水管路、供水防尘管路、运输绞车及气动钻和乳化泵站及部分供电电缆设备，同时16603上材料道为沿空留巷巷道，还将作为16605下材料道使用。
三、采煤工作面运输巷
工作面运输巷断面为矩形，净宽3.6m，净高2.3m，净断面积为8.28m2。
支护方式为两帮采用锚杆钢梯支护，帮锚选用等强度螺纹钢锚杆，规格为Φ16×
1200mm，锚杆排距为1200mm，间距800mm。
运输巷主要用于工作面的回风和运煤,巷道内设置防尘管路、排水管路、安全监测设备和气动钻，以及动力供电电缆、部分供电设备，在人行道的另一侧设置胶带运输机、刮板输送机。
四、采煤工作面切眼
巷道断面为矩形，宽2.5m，净高2.0m，净断面积5.0m2。
其支护方式同材料道。
附图6：
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
本工作面采用倾斜长臂后退式采煤方法，见顶见底一次采全高，循环进尺1.2m。
本工作面采用炮采铲装工艺，回采工艺过程为：
爆破落煤，移刮板输送机铲煤，可弯曲刮板输送机运煤，人工清理浮煤、支设单体液压支柱及人工回柱放顶，缓慢下沉法管理顶板。
二、落煤、装煤及运煤方式
1、落煤方式：
采用ZQS-50/1.6型手持式气动钻打眼，侧式供水，人工打眼，爆破落煤。
2、装煤方式：
炮采落煤自装、铲装和人工清理装入工作面刮板输送机。
3、运煤方式：
工作面采用SGB-630/55BS型刮板输送机转载至运输巷SGW-620/40T型刮板输送机，然后转载至吊挂式皮带输送机，通过六采区煤仓转载至14°
皮带巷输送机上，进入主井煤仓。
三、炮眼布置图及爆破说明
1、炮眼布置图（附图7）
2、爆破说明
①本矿井为低瓦斯矿井，爆破材料使用国产第二系列1～5段煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超过130毫秒，安全等级不低于二级的3#抗水煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管。
使用FDIIOOD煤矿用电容式智能发爆器引爆。
②炮眼布置采用三花眼，眼深1.5米，眼距0.75米，炮眼角度75○－85○，炮眼利用率90%，进尺1.2米。
③顶眼装药量450g，底眼装药量450g，反向装药，封泥长度不小于0.5米，并使用水炮泥。
④联线方式为串联，一次起爆10炮。
分组装药，分组爆破，必须一次装药，一次爆破，严禁一次装药，分次爆破。
⑤爆破安全距离不低于35m，爆破母线长度不得小于50m。
3、装药结构示意图（附图8）
4、装药量计算表（表六）
装药量计算表表五
项目
单位
顶眼
底眼
合计
循环炮眼个数
个
306
612
装药量
g/眼
450
炸药用量
循环/公斤
137.7
275.4
雷管用量
炸药消耗定额
公斤/万吨
4409.5
8819.1
雷管消耗定额
个/万吨
9799
19598
四、工作面正规循环生产能力
工作面每天3个循环，每循环进尺1.2m，采高为0.9m，回收率为97％，容重为1.26t/m3，工作面面长按229m（上面机尾留5m的煤垛），则
日产煤量＝229×
0.9×
1.2×
3×
0.97×
1.26＝906.8（吨）
月产煤量＝906.8×
80%＝21763.2吨
工作面正规循环生产能力：
W=L×
S×
h×
r×
C
=229×
1.26×
97％
＝302.3（吨）
W－工作面正规循环生产能力，t;
L－工作面平均长度，按229m；
S－工作面循环进尺，1.2m；
h－工作面设计采高，0.9m;
r-煤的容重，1.26t/m3;
C-回采率，97％。
第三节设备配置
一、设备配备情况
1、钻眼、爆破设备
（1）ZQS-50/300型手持式气动钻12部（材料道及运输巷各四部）。
型号：
ZQS-50/300额定功率：
1.8kW
额定压力：
0.5MPa额定转矩：
50N.M
机重：
8Kg额定转速：
300r/min
最大转矩：
80N。
m空载转速：
1900r/min
注水压力：
0.6-4.5MPa外形尺寸（长×
宽×
高）：
350×
332×
220mm
空载耗气量：
2.4m3/min噪音：
≤90dB（A）
（2）FDI100D型防爆电容式晶体管发爆器五台（打眼爆破班每班一台，两台备用）。
FDI100D额定引爆发数：
100发
额定负载电阻：
620Ω输出冲量：
≥8.7A2·
ms
供电时间：
≤4ms峰值电压：
≥1800V
2、运输设备
（1）刮板输送机三部（其中工作面二部，运输巷转载一部）
①工作面刮板输送机
SGB－630/55BS型电机功率：
55kW
中间槽尺寸（长×
宽）：
1500mm×
630mm.
②运输巷刮板输送机
型号：
SGW-620/40T电机功率：
40KW×
2
620mm
（2）吊挂式皮带输送机一部
①型号：
SPJ－800/30×
2电机功率：
30kW×
运输能力：
300t/h带宽：
800mm
带速：
1.63m/s转速：
1470转/分
（3）辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车，牵引设备选用JD－11.4型调度绞车4台和JD-25型调度绞车4台，其主要技术参数如下：
①型号：
JD－11.4牵引力：
9.8kN
滚筒直径：
224mm滚筒宽度：
304mm
钢丝绳直径：
12.5mm平均绳速：
0.73m/s
容绳量：
400m
电动机型号：
JBJ－11.4功率：
11.4kW
电压：
380／660V外形尺寸：
1120mm×
766mm×
727mm
②型号：
JD－25牵引力：
16kN
310mm滚筒宽度：
400mm
15.5mm平均绳速：
1.086m/s
JBJQ－25功率：
25kW
1438mm×
1217mm×
1255mm
3、液压设备
乳化泵两部，一部工作，一部备用。
BRW80/20额定工作压力：
20兆帕
额定流量：
80升/分曲轴转速：
517转/分
柱塞直径：
32mm柱塞行程：
70mm
电机转速：
电机功率：
37KW泵外形尺寸：
760×
680×
432mm
4、电气设备
（1）馈电开关
BKD9-400/660（1140）Z
额定电流：
400A数量：
3台
用途：
工作面、材料道、皮带中间巷隔离电源
（2）真空起动器
QBZ－60N
60A数量：
8台
起动JD－11.4型调度绞车和JD-25型调度绞车
QCZ－120
120A数量：
2台
起动乳化泵
③型号:
QBZ-200
额定电流:
200A数量:
1台
用途:
起动皮带输送机
④型号:
QCZ-200
起动中间巷刮板输送机
⑤型号:
QJZ-160
160A数量:
起动工作面刮板输送机
（3）综合保护装置
型号:
ZxZ8－4
额定电压：
660v/127v数量：
3台
信号、照明综合保护
（4）手提开关
QB1-40
660ｖ数量：
6台
启动潜水泵
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计：
采用类比法进行设计。
（1）、工作面支护设计参数（见表六）
支柱阻力影响系数表表六
序号
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
老顶厚度
直接底厚度
直接顶初次垮落步距
30.8
3
初次来压
来压步距
最大平均支护强度
t/m2
9.18
最大平均顶底移近量
mm
950
来压程度
不明显
4
周期来压
8～15
830
5
平时
9
60
6
直接顶悬顶情况
12
7
底板容许比压
MPa
2.5
8
直接顶类型
类
老顶级别
级
Ⅰ
10
巷道超前影范围
M
20
（2）、确定支护强度
①依据参考面选取的最大平均支护强度
Pc＝9.18t/m2
Pc――最大平均支护强度（参考面）
②经验计算支护强度
Pj＝8hr＝8×
1.0×
2.6＝20.8t/m2
Pj――最大平均支护强度（经验计算值）
h――采高取1.0m
r――顶板岩石容重取2.6t/m3
③确定工作面支护强度：
20.8t/m2（选取二者中的大者）
P＝20.8t/m2
（3）、设计工作面支护密度
①支柱实际支撑能力计算
Rt＝kg×
kz×
kb×
kh×
ka×
R＝0.99×
0.95×
30＝25.4t
Rt――支柱实际支撑能力
k――支柱阻力影响系数
kg――支柱工作系数取0.99
kz――支柱增阻系数取0.95
kb――支柱不均匀系数取0.9
kh――支柱采高系数取1.0
ka――倾角系数取1.0
R――支柱额定工作阻力取30t
②计算工作面支护密度
n1＝P/Rt＝20.8/25.4＝0.82根/m2
n1――支护密度根/m2
P――工作面支护强度20.8t/m2
Rt――支柱实际支撑能力25.4t/m2
③根据直接顶板选择支护密度
根据生产技术条件，同煤层开采经验和直接顶板情况，初步确定柱距：
a＝0.75m，排距：
b＝1.2m，支护密度为n2＝1/ab＝1/1.2×
0.75＝1.11根/m2
根据上述计算及选择，确定柱距：
0.75m，排距：
1.2m，选用支护密度n＝1.11根/m2
（4）、按底板比压验算，确定是否穿鞋
①单根支柱最大支撑力：
Pd＝P/n1＝20.8/1.11＝18.7t/根
Pd――单根支柱最大支撑力
P――工作面支护强度
n――支护密度
②底板允许单根支柱最大支撑力：
Py＝Sd×
Pz＝2.5×
0.00785＝0.019625×
106N/根＝1.9625t/根
Py――底板允许单根支柱最大支撑力
Sd――支柱底面积0.00785m2
Pz――底板允许比压2.5MPa
如果Pd<
Py，则不需穿铁鞋，经计算Pd>
Py，因此需穿铁鞋。
（5）柱鞋直径的计算
铁鞋面积S=100×
Pd÷
Pz=100×
18.7÷
2.5=748cm2
铁鞋的直径D=30cm
因此选取直径为30cm的铁鞋即可满足需要。
二、乳化液泵站
（一）泵站选型及管路选型
乳化泵选用XRB2B型两台，装备一箱两泵，输液管路选用高压胶管，耐压27MPa以上。
（二）泵站设置位置
本工作面泵站安设在16603上材料道开门点顶板稳定、支架完好、不影响运输和行人的地点。
（三）泵站使用规定
乳化泵和液压系统完好不漏液，压力不小于18MPa，乳化液配比浓度2%－3％，现场用乳化液配比仪配制，随用随配制，用好过滤器，水质要求良好，不得使用酸性水质。
按要求进行定期检查、检修，并做好记录。
每班用乳化液检测配比仪检测乳化液浓度，每班检测三次乳化液浓度并做好记录。
附图9：
16603工作面供液系统图
第二节工作面顶板管理
根据已采完的相邻矿井矿压观测资料，16煤顶板属
类完整类顶板。
本工作面的顶板管理采用缓慢下沉法。
一、正常工作时期顶板支护方式
1、工作面采用“三、四”排单体支柱及切顶墩柱控制顶板，最大控顶距4.68m，最小控顶距3.48m，放顶步距1.2m。
2、工作面正规支柱排距：
1.2m，柱距：
0.75m。
3、切顶墩柱每4.5m一个，沿切顶线均匀布置，以加强切顶排支护强度。
4、工作面必须确保煤壁平直，伞檐长度不得大于1m，突出部分不得大于0.2m。
5、支柱支设要求
①工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、一平、两畅通”。
②支柱必须垂直于顶、底板支设，做到迎山有力，垂度适宜，且支到实底，初撑力不低于90KN（11.5MPa），柱、排距误差控制在+100mm范围内。
③所有支柱必须支设牢固，严禁支柱支在浮煤、浮矸上，必须棵棵穿铁鞋并使用木楔，以确保支柱初撑力。
4、采用三角回柱法，人工回柱。
①回柱必须使用卸载手把，回柱人员要在有效支柱侧操作，打好护身柱。
②回柱放顶时，必须每2～3人一组，一人回柱，一人观察顶板及支架情况，观察人除协助回柱外，不得兼做其它工作，严禁单人独自操作。
回出的柱子及时打好密集、对柱。
③回料必须按由下向上，由采空区向工作面的顺序进行，严禁提前摘柱和进入采空区内作业。
④工作面分段回柱，分段间距不得低于15m，且同向回柱。
开口和收尾必须选择在顶板较好、支架完整的安全地点，并打上收尾支柱，做好处理工作。
二、正常工作时期的特殊支护形式
①木垛
遇断层时，断层上、下盘，压力集中区根据现场条件进行架设。
木垛架设要四面见线，四角必须用木楔打实，严禁支设在浮煤浮矸上。
木垛规格：
1.2m，木垛料为1.2×
0.2×
0.2m的方木。
②对柱
切顶排支柱棵棵支设对柱，即回柱放顶时，将回出的支柱以对柱的形式支设在新切顶排上（支设顺序为采空区、煤壁），使切顶排在最小控顶距时为对柱支设。
工作面溜头、溜尾3m范围内支柱
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